煤矿采区巷道布置及回采工艺
软件名称: | 煤矿采区巷道布置及回采工艺 | |
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整理时间: | 2015-04-07 | |
软件简介: | 5采区巷道布置及回采工艺 5.1煤层的地质特征 设计采区为31采区,是本矿井的首采区。采区内开采煤层为单一煤层开采,本设计中开采的煤层为13煤层。 5.1.1煤层情况 根据钻探资料分析,13煤层厚0.82~1.91m,平均1.34m。含1~3层炭质砂岩夹矸,夹矸硬度大,呈现为不连续的透镜体,集中在煤层中上部。结构复杂,煤层稳定。直接顶板为第四层石灰岩,灰色,质较纯,厚4.50~8.38m,平均6.41m,有3~5个分层,含方解石脉及蜓科化石,单向抗压强度为73.3~141.4MPa,平均98.6MPa。底板为中砂岩,粉砂岩,中砂岩分布在南部,中砂岩厚度3.70~8.90m,单向抗压强度61.4~103.7MPa,平均82.6MPa,粉砂岩厚0.70~1.20m。 5.1.2煤层顶底板 表5-1煤层顶底板特征表 顶底板名称 岩石名称 厚度(m) 岩石特征 老顶 粉砂岩 16.93 灰色 直接顶 第四层石灰岩 1.02~4.8 灰色,发育成方解石脉,蜒科动物化石可呈现水平层理 伪顶 泥岩 0~0.99 泥岩、碳泥 直接底 深灰色泥岩 1.07~4.83 块状,含有植物化石碎屑 老底 细灰岩 5.02~50 浅灰色 5.1.3煤层瓦斯水文特征 13属中厚煤层,为低瓦斯矿井,矿井涌出规律为正常涌出,无瓦斯异常及突出现象。 主要可采煤层为十一、十三、十五层煤层,根据煤尘爆炸性试验结果,各开采煤层均有煤尘爆炸危险性,十一层煤尘爆炸指数41.76%,十三层煤尘爆炸指数47.26%,十五层煤尘爆炸指数45.83%。我公司所开采的煤11、煤15自燃倾向性为二类自燃,煤13自燃倾向性为三类不易自燃。 5.1.4地质构造 本采区地质构造简单,断层较少,有两条断层,F13断层:正断层,走向80~145°,倾向南东~南西,倾角65~70°,落差0~36m,延展长度1160m。2908东主巷、21110西回风巷及西主巷,21111西主副巷、21307西主巷多处巷道揭露,为查明断层。 F13-1断层:正断层,走向62~72°,倾向南东,倾角70°,落差0~12m,延展长度700m。21110西主巷、21111西主副巷及21307西主巷揭露,为查明断层。 5.2 采区巷道布置及生产系统 5.2.1采区基本系数 带区划分 设计采区采用条带式俯斜采煤法开采。对于近水平、缓倾斜及倾斜煤层采用俯斜开采,采区沿倾向划分若干条带进行回采,一般一个带区内安排一个采煤工作面或对拉工作面,条带的长度为整个采区的倾向长度,条带的宽度为采煤工作面的长度和条带运输巷和条带回风巷之和。因此划分条带时,首先要考虑工作面的长度和条带的长度。根据以上要求和采区煤层埋藏特点,将带区共划分为6个条带。 5.2.2采区巷道布置 条带回采巷道与带区大巷之间的联系 条带回风轨道巷与专用的一条煤层大巷直接连接,利于回风,形成带区通风系统,。 条带回风轨道巷通过采区车场与岩石轨道大巷连接,形成工作面运料系统。 皮带机大巷与条带运输巷之间通过煤仓连接并形成采区运煤系统。 5.2.3煤层开采顺序、工作面个数及接替顺序 本采区为单一煤层开采,采用条带式俯斜采煤法开采。一般采区内同时生产的综采工作面宜为一个面,不超过量个面,普采工作面宜两个面,不应超过三个面。按现代化矿井生产集中的要求,并保证采区内的正常衔接,合理利用资源,本采区计划布置一个综采面。 本采区采用条带式俯斜采煤法,回采巷道采用单巷布置,掘进方式为沿空留巷,在开采顺序上为沿大巷依次开采,即先采第一条带,同时掘进第二条带的回风巷并保护第一条带的运输巷,第一条带采完后转入第二条带的开采,然后是第三、四条带。 5.2.4采区生产系统 一、采区通风 采场通风方式的选择与回采顺序、通风能力和巷道布置有关。本采区采用俯斜后退式开采,因此通风方式采用U型通风,这种通风方式具有风流系统简单,漏风小等优点。为使风流按设计要求行进,达到合理的通风效果,采区内需布置一定的通风设施,本采区内的主要通风构筑物有风门、风窗、风帘等风门用于改变风流的方向,使风流按设计的路线行进。在采区变电所及绞车房内需布置调节风窗。 采区的通风系统为:新鲜风流自副井井底车场中央主石门轨道大巷带区车场(联络巷)条带运输巷工作面条带回风平巷回风大巷总回风巷中央风井。 掘进工作面所需的新鲜风流,从轨道大巷经采区联络巷送至斜巷,在斜巷内由局部通风机送往掘进工作面,污风由原巷道返回入总回风大巷,由回风石门到回风大巷,属于独头掘进要特别注意通风问题,采取相应措施,安装合理的局部通风机。 变电所所需要的新鲜风流由轨道大巷直接供给,变电所的回风是经联络小巷处的调节风窗回入回入回风大巷。煤仓不通风。 此外为使风流能按上述路线流通,不构成短路,在相应地点需设置风门 二、运煤系统 工作面运出的煤炭条带运输巷溜煤眼皮带机大巷井底车场主井地面。 三、 采区运料采用轨道600 mm的轨道运输,材料车的型号为ZK14—7/550架线电机车。运输系统为:地面副井北翼轨道巷联络斜巷→条带回风巷工作面。 四、排矸系统 排矸采用600mm轨距的电机车和平板车,其路线为:采区掘进头联络斜巷北翼轨道巷副井地面。 五、排水系统 条带运输巷联络斜巷轨道大巷中央轨道石门井底车场水仓泵副井地面。 条带回风巷联络斜巷轨道大巷中央轨道石门井底车场水仓泵副井地面。 七、瓦斯抽排系统 采区瓦斯含量较小,但为了安全,防止工作面的瓦斯浓度超限,保证采区的正常生产,需对工作面的瓦斯进行抽排。 5.2.6采区巷道设计 一、巷道掘进 本采区回风大巷布置沿煤层走向布置,为岩层巷道,另外回采平巷为煤层巷道,因为本采区煤层瓦斯含量小,为保证安全和提高掘进,煤巷采用机械化的掘进,选用EBJ-132掘进机、EMZ2B-17蟹爪式装煤机。 巷道掘进时的局部通风采用压入式通风方式。这种通风方式与抽出式相比较安全且劳动环境好。局部通风机选用JBT-61(14KW)型号。 二、巷道断面设计及其支护 回采巷道主要有条带运输平巷和条带回风平巷,担任工作面煤炭的运输、工作面新鲜风流的进入、污风的排出、材料的运送等任务。回采巷道的服务年限短(一般为一二年),断面较小,一般选用梯形巷道。断面形状附图4、5。断面积为14m2。回采巷道采用金属棚和喷浆支护,对于沿空留巷的巷道,采空区侧要先充填密实砌碹然后才用金属棚支护。 5.2.7采区保护煤柱及采出率 采区煤柱包括采区范围内的巷道煤柱,以及采区边界煤柱,断层煤柱,隔水煤柱,火烧边界煤柱等。 图5-1区段平巷 回采率=% =80.1% 〈〈煤炭工业矿井设计规范〉〉中规定采区回采率:厚煤层不应小于75%,中厚煤层不应小于80%,薄煤层不应小于85%。因此本采区的回采率符合要求。 5.3采煤方法 5.3.1采煤工艺方式 一、采煤方法的选取 在矿井的生产过程中采煤方法的选择是否合理,直接影响整个矿井的生产安全和各项经济指标。选择采煤方法应当结合具体的矿山地质和技术条件,所选择的采煤方法必须符合生产安全、经济合理、煤炭采出率高的基本原则。从当前世界范围来看,采煤方法主要有壁式体系采煤法和柱式体系采煤法。选择采煤方法的影响因素包括地质条件、技术发展及装备水平的影响和管理水平因素。 本采区内煤层赋存较为稳定,13煤层厚度2.4~2.8m,平均厚度2.6,。煤层倾角12~16°,平均14°为单一中厚煤层。煤层结构复杂,顶底板条件较好,地质构造简单。因此设计决定采用伪倾斜长壁综合机械化开采从而避开断层。 二、工作面长度及推进度 考虑到矿井初期能够达产,支撑压力以及顶板活动的作用,有工作面长度对支撑压力及矿压显现的影响分析可知,工作面长度不得小于150m,,此外合理的加大工作面的长度可以相对的减少区段煤柱及端头煤柱的损失所占比例。综合考虑以上因素及本采区的区段长度以及区段巷道布置情况工作面的长度为200m.采煤工作面年推进度可按所选采煤设备的技术性能,采煤循环图表计算: 年推进度=日循环进度×设计年工作日×正规循环率 本工作面的工作制度为三八制,两班采煤,一班检修。每班采四刀,每刀进0.6m,日循环进度为5.4m,设计年工作日为330天,正规循环率一般取0.95,因此计算年推进度为1692.9 m。 三、主要采煤工艺 (1)、工艺流程 机组落煤煤机装煤机械运煤移架护顶推移刮板输送机采空区跨落 (2)、工作面的落煤、装煤方式及采煤机 本回采工作面采用综合机械化一次采全高开采,因此破煤为煤层的工作面煤壁侧由采煤机滚筒接个落煤。 在机组滚筒旋转割煤的同时,利用螺旋叶片把煤装入刮板输送机,余煤由铲煤板随移溜铲输送机。架间少量余煤由工人攉入运输机。 根据本工作面的煤质硬度,采区设计生产能力等因素选择MXA—300型采煤机,起相关技术参数见表5—3,采煤机的割煤方法是双向往返割煤,往返一次割煤进两刀,进刀方式为工作面两端头斜切进刀。 (3)、工作面的运输 本工作面采用综合机械化开采,在工作面煤壁侧布置一台SGD-730/320型刮板输送机运煤,在区段运输平巷后段铺设一台SZZ-764/132型桥式转载机和一部PCM10型破碎机运煤。在区段运输平巷前段铺设一部SSJ1000/2200X可伸缩性胶带运煤。各运输机的特征见表5-4。 (4)、支护方式 综采工作面的液压支架选型及其主要参数的选择必须与矿山地质条件相适应。根据精查阶段所获得的煤层顶底板性质及矿山压力显现规律,工作面决定采用FJ4×457-1.64/3.5支撑掩护式液压支架,起支撑高度为1.64~3.5m,满足工作面割煤高度的需要,其初撑力及工作阻力均符合要求,支架的移架方式为滞后采煤机滚筒10架追机依次顺序移架及时支护顶板,严防空顶,漏顶发生,移架步距为775mm。 工作面的上下端头上工作面与平巷的交会处,此处控顶面积大,设备、人员集中,又是设备、人员和材料出入工作面的交通口。因此搞好工作面端头的支护极其重要。根据本采区的矿压显现特点,设计决定工作面上端头使用两架ZT1P28000/17/35端头支架下端头使用三架ZT1P28000/17/35端头支架支护顶板。正常情况下上下端头不要超前工作面煤壁回采,如果顶板破碎,上下端头可超前工作面1.2~2.4m支护。 工作面区段运输平巷和区段轨道平巷采用锚网与锚索联合支护方式。工作面回采时,两巷受采场压力影响较大,需超前支护,两巷超前工作面煤壁不小于20m范围要加强管理。采用抹冒管理,用HDJA—1000型限位梁,规格为½×Φ250×2700㎜长的半圆木配合DZ28—25/100G单体液压支柱四梁四柱架设倾向棚支护20~50m范围内采用DZ28型的单体液压支柱配合½×Φ200×2200㎜的半圆木,在原每一U型棚下一梁三柱打下一排临时挑棚。 (5)、采空区处理 工作面采用放顶煤一次采全高的采煤方法,因此采空区采用全部跨落法处理。本工作面的最大控顶距为6956mm,最小控顶距为5900mm。 表5-5支护设备技术特征表 型号 技术参数 FJ4×457-1.64/3.5 DZ28—25/100G ZT1P28000/17/35 支撑高度(m) 1.64~3.5 2.0~2.8 1.7~3.5 伸缩行程(m) 0.8 支架宽度(m) 1.4 支架中心距(m) 1.5 初撑力(KN) 3712 118~157 6280 额定工作阻力(KN) 4479 250 8000 支护强度MPa) 0.83 0.46 对底板比压(MPa) 1.96 0.61 支架重量(t) 13.8 有液:0.075无液0.07 2.11 5.3.2工作面的工作制度及劳动组织 一、工作面的工作制度 本工作面的工作制度为”三八”制,两班采煤,一班检修。每班工作8小时。 二、循环方式 工作面按正规循环作业方式组织生产。 三、工作面的劳动组织 工作面采用分段接力追机作业。 四、主要技术经济指标 工作面的技术经济指标见表5-6 表5-6 技术经济指标 序号 名称 单位 指标 备注 2 煤厚 m 2.4 3 容重 t/m3 1.4 4 走向长 m 1238 5 倾向长 m 200 6 采高 m 2.4 工作采高 7 倾角 ° 12~16 8 可采储量 万t 504.39 9 回采率 % 95 10 煤种 气煤 11 可采灰分 % 14.18 12 日循环数 个 8 13 循环产量 t 479.864 15 平均日产 t 3201.12 16 回采工效率 t/工 38.77 17 坑木万吨耗量 m3/万t 4 20 支柱丢失率 ‰ 0 21 顶梁丢失率 ‰ 5 22 乳化夜万吨耗 kg/万t 240 23 截齿消耗 个/万t 50 24 油脂消耗 kg/万t 160 25 月产量 t 96033.6 按30天计算 26 可采期 月 45.5 6 矿井通风及安全 6.1矿井通风系统的选择 6.1.1主要通风机的工作方式的选择 矿井主要通风机的工作方式主要有抽出式、压入式和压抽混合式三种 6.1.2矿井通风系统的选择 一、通风类型方案比较 华恒矿瓦斯涌出量较小.现提出两种通风类型方案以供选择: 方案Ⅰ:在工业广场内设一中央风井,由副井进风,中央风井回风,采用中央并列式通风方式。 方案Ⅱ:设中央风井和中央边界风井(西风井),由副井进风,中央风井承担31采回风,西风井承担101采区回风,采用中央边界与中央分列(边界)式混合通风方式。 两种通风类型优、缺点比较,如表6-1所示。 表6-1 通风方案优、缺点对照表 方案 优点 缺点 Ⅰ 1、 进回风井均布置在中央工业广场内,地面建筑和供电较集中; 2、 建井期限短,便于贯通; 3、 初期投资少,出煤快,护井煤柱小; 4、 矿井反风容易,便于管理。 1、 通风系统不够稳定 2、 后期风流路线变化较大,不利于风机的选型 3、 风流在井下的流动路线为折返式,风流线路长,阻力大, 4、 井底车场附近漏风大。 5、 工业广场受主要通风机噪声的影响和回风风流的污染 Ⅱ 即具有中央并列又具有中央边界式的优点 1、有中央并列的缺点,也有中央边界式的缺点; 2、井筒保护煤柱相对前一个方案较多,初期投资大。 6.2全矿井风量计算 6.2.1矿井风量计算原则 矿井需风量,按下列要求分别计算,并采取其中最大值。 (1)、按井下同时工作最多人数计算,每人每分钟供给风量不得少于4m3; (2)、按采煤、掘进、硐室及其他实际需要风量的总和进行计算。 (3)、备用工作面按工作面来计算后取其50%。 6.2.2各用风地点风量计算方法 一、采煤工作面的风量计算 (1)、按瓦斯涌出量进行计算: 式中 ——第i个采煤工作面需风量,单位; ——第i个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,通常机采工作面=1.2~1.6;炮采工作面=1.4~2.0;水采工作面=2.0~3.0。 ——第i个采煤工作面绝对瓦斯涌出量,单位。 (2)、按工作面温度计算: 表6-2 采煤工作面空气温度与风速对应表 采煤工作面进风流气温/ 采煤工作面风速/ <15 0.3~0.5 15~18 0.5~0.8 18~20 0.8~1.0 20~23 1.0~1.5 23~26 1.5~1.8 采煤工作面应有良好的气候条件。其进风流温度可根据风流温度预测方法进行计算,其气温与风速符合表6-2的要求。 式中 ——第i个采煤工作面的风速,按其进风流温度从表6-2中选取, ; ——第i个采煤工作面有效通风断面,取最大和最小控顶时有效断面 平均值,; ——第i个采煤工作面的长度系数,按表6-3取。 表6-3 采煤工作面长度风量系数表 采煤工作面长度 工作面长度风量系数 <15 0.8 50~80 0.9 80~120 1.0 120~150 1.1 150~180 1.2 >180 1.30~1.40 3)、按使用的炸药量计算: 式中 25——每使用1kg炸药量的供风量,单位; ——第i个采煤工作面一次爆破使用的最大炸药量,单位kg (4)、按工作人员数量计算: 式中 4——每人每分钟应供给的最低风量,单位; ——第i个采煤工作面同时工作的最多人数,单位个。 (5)、按风速进行验算: 按最低风速验算第i个采煤工作面的最小风量: 按最高风速验算第i个采煤工作面的最大风量: 二、掘进工作面需风量的计算 煤巷、半煤岩巷和岩巷掘进工作面的风量,应按下列因素分别计算后取其最大值 (1)、按瓦斯涌出量计算: 式中 ——第i个采煤工作面需风量,单位; ——第i个采煤工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,一般可取1.5~2.0。; ——第i个采煤工作面绝对瓦斯涌出量,单位; (2)、按使用的炸药量计算: 式中 25——每使用1kg炸药量的供风量,单位; ——第i个采煤工作面一次爆破使用的最大炸药量,单位kg (3)、按工作人员数量计算: 式中 4——每人每分钟应供给的最低风量,单位m3/min; ——第i个采煤工作面同时工作的最多人数,单位个。 (4)、按局部通风机吸风量计算: 式中 ——第i个掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和。各种通风机的额定风量可按表6-4选取。 ——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,一般取1.2~1.3。进风巷道中无瓦斯涌出时选取1.2,有瓦斯涌出时选取1.3。 (5)、按风速进行验算: 岩巷按最低风速验算,各个掘进工作面的最小风量: 各个煤巷或半煤岩巷掘进工作面最小风量: 按最高风速验算,各个掘进工作面的最大风量: 式中 ——第i个掘进工作面巷道的净断面积,。 6.2.3风量计算 一、采煤工作面需风量的计算 矿井同时生产的工作面为两个,其需风量计算如下: (1)、31采区311采煤工作面的风量计算 ① 按瓦斯涌出量计算: 式中 ——311采面需风量,单位; ——311采面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,这里取=1.5; ——311采面绝对瓦斯涌出量,单位; ② 按工作面温度计算: 式中 ——311采面的风速,按其进风流温度从表6-2中选取=1.6; ——311采面有效通风断面,支撑掩护式 m2,其中m为采高。 ——311采面的长度系数,按表6-3取=1.35。 ③ 按工作人员数量计算: 式中 4——每人每分钟应供给的最低风量,单位; ——311采面同时工作的最多人数,单位个。 ④ 按风速进行验算: 按最低风速验算该工作面的最小风量: 按最高风速验算该工作面的最大风量: 综上所述,811采面所需风量取1191m3/min (2)13层1011采煤面风量计算: ① 按瓦斯涌出量计算: 式中 ——101采煤面需风量,单位; ——101采煤面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,这里取 =1.4; ——101采煤面绝对瓦斯涌出量,单位; ② 按工作面温度计算: 式中 ——1011采煤面的风速,按其进风流温度从表6-2中选取=1.5; ——1011采煤面有效通风断面,支撑掩护式 m2,其中m为采高。 ——1011采煤面的长度系数,按表6-3取=1.35。 ③ 按工作人员数量计算: 式中 4——每人每分钟应供给的最低风量,单位; ——1011采煤面同时工作的最多人数,单位个。 ④ 按风速进行验算: 按最低风速验算该工作面的最小风量: 按最高风速验算该工作面的最大风量: 综上所述,1011采煤面所需风量为1067。 二、掘进工作面风量计算 (1)、312区段回风巷掘进工作面 ① 按瓦斯涌出量计算: 式中 ——312区段回风巷掘进工作面需风量,单位; ——312区段回风巷掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取 =1.5; ——312区段回风巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量,单位; ② 按工作人员数量计算: 式中 4——每人每分钟应供给的最低风量,单位; ——312区段回风巷掘进工作面同时工作的最多人数,单位个。 ③ 按局部通风机吸风量计算 选局部通风机型号:JBT-61(14KW) =250×1.3×2=650 式中 ——312掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和。各种通风机的额定风量可按表6-4选取。 ——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,一般取1.2~1.3。进风巷道中无瓦斯涌出时选取1.2,有瓦斯涌出时选取1.3。 ④ 按风速进行验算: 按煤巷掘进工作面最小风量: 按最高风速验算,各个掘进工作面的最大风量: 综上所述,312掘进工作面的所需风量为450。 (2)、区段运输巷掘进工作面 ① 按瓦斯涌出量计算: 式中 ——1013区段运输巷掘进工作面需风量,单位; ——1013区段运输巷掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取 =1.5; ——1013区段运输巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量,单位; ② 按工作人员数量计算: 式中 4——每人每分钟应供给的最低风量,单位; ——1013区段运输巷掘进工作面同时工作的最多人数,单位个。 ③ 按局部通风机吸风量计算 选局部通风机型号:JBT-61(14KW) 式中 ——1013掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和。各种通风机的额定风量可按表6-4选取。 ——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,一般取1.2~1.3。进风巷道中无瓦斯涌出时选取1.2,有瓦斯涌出时选取1.3。 ④ 按风速进行验算: 此煤巷掘进工作面最小风量: 按最高风速验算,各个掘进工作面的最大风量: 综上所述,1013掘进工作面的所需风量为300。 (3)、轨道大掘进工作面 ① 按瓦斯涌出量计算: 式中 ——北翼轨道巷掘进工作面需风量,单位; ——北翼轨道巷掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取=1.5; ——北翼轨道巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量,单位; ② 按使用的炸药量计算: 式中 25——每使用1kg炸药量的供风量,单位; ——北翼轨道巷掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量,单位kg ③ 按工作人员数量计算: 式中 4——每人每分钟应供给的最低风量,单位; ——北翼轨道巷掘进工作面同时工作的最多人数,单位个。 ④ 按局部通风机吸风量计算: 选局部通风机型号:JBT-61(14KW) 式中 ——北翼轨道巷掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和。 各种通风机的额定风量可按表6-4选取。 ——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,一般取1.2~1.3。进风巷道中无瓦斯涌出时选取1.2,有瓦斯涌出时选取1.3。 ⑤ 按风速进行验算: 此岩巷掘进工作面最小风量: 按最高风速验算,各个掘进工作面的最大风量: 综上所述,北翼轨道巷掘进工作面所需风量取250。 (4)、北翼皮带机巷掘进工作面 ① 按瓦斯涌出量计算: 式中 ——北翼皮带机巷掘进工作面需风量,单位; ——北翼皮带机巷掘进工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数,取=1.5; ——北翼皮带机巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量,单位; ② 按使用的炸药量计算: 式中 25——每使用1kg炸药量的供风量,单位; ——北翼皮带机巷掘进工作面一次爆破使用的最大炸药量,单位kg ③ 按工作人员数量计算: 式中 4——每人每分钟应供给的最低风量,单位; ——北二翼皮带机巷掘进工作面同时工作的最多人数,单位个。 ④ 按局部通风机吸风量计算: 选局部通风机型号:JBT-61(14KW) 式中 ——北翼皮带机巷掘进工作面同时运转的局部通风机额定风量的和。各种通风机的额定风量可按表6-4选取。 ——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数,一般取1.2~1.3。进风巷道中无瓦斯涌出时选取1.2,有瓦斯涌出时选取1.3。 ⑤ 按风速进行验算: 此岩巷掘进工作面最小风量: 按最高风速验算,各个掘进工作面的最大风量: 综上所述,北翼皮带机巷掘进工作面所需风量取250。 三、硐室风量 各硐室按经验值确定风量如下: (1)、101采区变电所风量——80 (2)、101采区绞车房风量——80 (3)、101采区运输上山进风量——50 (4)、中央水泵房——100 (5)、中央变电所——50 (6)、井下充电硐室——100 (7)、井下爆炸材料库——100 四、矿井风量计算结果(表6-4) 6.2.4矿井需风量计算 矿井的总需风量,应按采煤、掘进硐室及其他地点实际需风量的总和计算,本矿井在开采初期中央风井和西风井服务用风点,总风量计算如下: Qm =(∑Qwt+∑Qht+∑Qrt+∑Qot)×km = 5197 ×1.25 =6497 =108.28 式中 Qm——矿井中央风井总风量,单位; ∑Qwt——采煤工作面和备用工作面所需风量之和,单位; ∑Qht——掘进工作面所需风量之和,单位; ∑Qrt——硐室所需风量之和,单位; ∑Qot——其他用风地点所需风量之和,单位。 ——矿井通风(包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素)系数,=1.15~1.25,取=1.25。 表6-5矿井风量计算结果汇总表 用风地点 风量() 用风地点 风量() 311采煤工作面 1191 1011采煤工作面 1067 312备用面 595.5 1012备用面 533.5 313区段运输巷掘进工作面 450 1013区段运输巷 300 北翼轨道巷掘进工作面 250 101采区运输上山 50 北翼皮带机巷掘进工作面 250 101采区变电所 80 井下充电硐室 100 101采区绞车房 80 井下爆炸材料库 100 中央水泵房 100 中央变电所 50 合计() 5197 6.2.5矿井风量分配 一、风量分配原则 (1)、硐室风量和开拓掘进用风,按计算需风量或给定值不作重新分配; (2)、各采区风量按计算需风量的比例进行分配。其中备用工作面的风量按其在生产时所需风量的50%配风,不作重新分配。 二、风量分配 风量分配及风速验算表风量分配及风速验算见表6-5。 6.3矿井通风阻力计算 6.3.1计算方法及计算结果 选择最大风阻路线,合理确定通风网路的节点(见插页图)。分别用下列计算公式,计算出各段井巷的摩擦阻力。 式中 ——某段巷道的摩擦阻力,单位Pa; ——某段巷道的摩擦风阻,单位Ns2/m8; ——摩擦阻力系数,单位Ns2/m4; ——巷道长度,单位m; ——井巷的周长,单位m; ——断面形状系数(梯形=4.16,半圆拱=3.90,圆形=3.54); ——井巷有效断面,单位/m2 (1)、中央风井 ①、通风容易时期的总阻力 在图6-1上可知中央风井通风容易时期为1-2-3-4-5-6-7-8-9-10,即本矿井开采31采区时的风阻路线。根据上述计算原则得矿井通风阻力计算结果见表6-6。因此中央风井通风容易时期总阻力: ②、通风困难时期的总阻力 当矿井开采到31采区接近边界时为中央风井通风困难时期.此时通风阻力计算见表. 6-6。因此中央风井通风困难时期总阻力为 表6-6 风量分配及风速验算 用风地点 计算风量() 分配风量() 风速(m/s) 回风井口 311采煤工作面 11914 1706 3.09 中央风井 313备用面 595.5 853 1.55 312区段回风巷掘进工作面 450 450 北翼轨道巷掘进工作面 250 250 北翼皮带机巷掘进工作面 250 250 中央水泵房 100 100 中央变电所 50 50 井下充电硐室 100 100 井下爆炸材料库 100 100 总计 3859 1011采煤工作面 1067 1419 2.70 西风井 1012备用面 533.5 709 1.35 1013区段运输巷 300 300 101采区运输上山 50 50 101采区变电所 80 80 101采区绞车房 80 80 总计 2638 (2)、西风井 ①、通风容易时期的总阻力 在图6-1上可知西风风井通风容易时期为: (1)-(2)-(3)-(4)-(5)-(6)-(7)-(8)-(9)-(10)-(11)-(12)-(13)-(14)-(15),即本矿井开采101采区时的风阻路线,根据上述计算原则得矿井通风阻力计算结果见表6-6。因此西风井通风容易时期总阻力为: ②、通风困难时期的总阻力 当矿井开采102采区时为西风井的通风困难时期。此时的通风阻力计算见表6-7。因此西风井通风困难时期总阻力为: 由以上计算可知:矿井通风困难时期和通风容易时期的总风阻均在允许的范围内,且各段巷道的风速也符合要求。 6.3.2矿井等积孔 一、通风容易时期 =/Q² 式中 A——矿井等积孔,m2。 ——矿井总风阻,Ns2/m8。 ——矿井通风总阻力,Pa。 因此通风容易时期 =(1368.13+699.42)/108.282=0.07144 Ns2/m8 二、通风困难时期 =1682.54+2446.33/108.282=0.3522 Ns2/m8 6.4通风机选型 6.4.1通风机的风量 由于外部漏风,风机风量应大于矿井需风量,即 中央风井: 西风井: 式中 ——主要通风机的工作风量,单位; ——容易时期风井服务区需风量,单位; k——漏风损失系数,风井不做提升用时取1.1;箕斗井兼做回风用时取1.15;回风并兼做升降人员时取1.2。 表6—6 中央风井容易、困难时期通风阻力计算表 时期 节点序号 巷道名称 支护形式 α/ N·S2·m-4 L/m U/m S/m2 R/ N·S2·m-8 Q/ m3·min-1 Q/ m3·s-1 Q2/ m6·s-2 Hf /pa V/m·s-1 容易 1-2 副井 混凝土 0.036 550 25.092 50.24 0.00392 6497 108.28 11724.56 45.96 2.155 容易 2-3 井底车场 锚喷 0.0055 650 16.373 17.6256 0.01069 6347 105.78 11190.11 119.62 6.0 容易 3-4 北翼轨道大巷 锚喷 0.0055 750 16.373 17.625 0.02018 3509 58.48 3420.3 42.17 3.32 容易 4-5 31工作面区段运输巷 工字钢 0.014 1100 145.173 13.304 0.09923 1706 28.43 808.45 80.22 2.14 容易 5-6 31工作面 0.033 200 12.609 9.1875 0.10731 1706 28.43 808.45 86.75 3.09 容易 6-7 31工作面区段回风巷 工字钢 0.014 1350 14.692 12.4725 0.14311 1706 28.43 808.45 115.70 2.28 容易 7-8 北翼辅助回风巷 工字钢 0.014 1480 14.692 12.4725 0.15689 3509 58.48 3420.30 536.61 4.69 容易 8-9 北翼总回风巷 锚喷 0.009 1000 13.644 12.24 0.06696 3859 64.32 4136.63 276.99 5.25 容易 9-10 中央风井 混凝土 0.036 350 20.387 33.166 0.00706 3859 64.32 4136.63 29.12 1.94 容易时期总的风阻 1243.75 困难 增加风阻 困难 北翼轨道大巷 锚喷 0.0055 2600 16.373 17.6256 0.04276 3509 58.48 3420.30 146.25 3.32 困难 北翼辅助回风巷 锚喷 0.014 2300 14.692 12.4725 0.24382 3509 58.48 3420.30 833.94 4.69 困难时期总的风阻 2223.94 表6—7 西风井容易、困难时期通风阻力计算表 时期 节点序号 巷道名称 支护形式 α/ N·S2·m-4 L/m U/m S/m2 R/ N·S2·m-8 Q/ m3·min-1 Q/ m3·s-1 Q2/ m6·s-2 Hf /pa V/m·s-1 容易 (1)—(2) 副井 混凝土 0.036 550 25.092 50.24 0.00392 6497 108.28 11724.56 45.96 2.155 容易 (2)—(3) 井底车场 锚喷 0.0055 650 16.373 17.6256 0.01069 6347 105.78 11190.11 119.62 6.0 容易 (3)—(4) 中央轨道巷+中央轨道石门(小段) 锚喷 0.0055 300 16.373 17.625 0.00493 2838 47.3 2237.29 11.03 2.68 容易 (4)—(5) 中央轨道石门 锚喷 0.0055 400 16.373 17.625 0.00657 2738 45.63 2082.40 13.68 2.59 容易 (5)—(6) 中央轨道石门+101轨道巷(一段) 锚喷 0.0055 2450 16.373 17.625 0.04026 2638 43.97 1933.07 77.83 2.49 容易 (6)—(7) 轨道上山 锚喷 0.009 220 16.373 17.625 0.005918 2588 43.13 1860.48 11.01 2.45 容易 (7)—(8) 轨道上山 锚喷 0.009 200 16.373 17.625 0.00538 2508 41.8 1747.24 9.4 2.37 容易 (8)—(9) 轨道上山 锚喷 0.009 200 16.373 17.625 0.00538 2208 36.8 1354.24 7.29 2.09 容易 (9)—(10) 1011区段运输巷 工字钢 0.014 1750 15.173 13.304 0.15787 1419 23.65 559.32 88.30 1.78 容易 (10)—(11) 1011工作面 0.033 200 12.323 8.775 0.12037 1419 23.65 559.32 67.33 2.70 容易 (11)—(12) 1011区段回风巷 工字钢 0.014 1750 14.692 12.4725 0.18522 1419 23.15 559.32 103.77 1.90 容易 (12)—(13) 回? |
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